大采高綜放工作面仰斜開采端面煤巖穩(wěn)定性數(shù)值模擬研究及控制技術(shù)

張 晉

(山西焦煤集團(tuán)公司 西山煤電官地煤礦，太原 030000)

采煤工作面隨采高增加，煤壁穩(wěn)定性變?nèi)酰装l(fā)生煤壁片幫及端面冒頂現(xiàn)象，致使頂板條件惡化、沿線支架受力不均，給礦井實(shí)現(xiàn)安全高效生產(chǎn)制造了困難[1]。因此，有必要對(duì)大采高綜放工作面煤壁穩(wěn)定性影響因素進(jìn)行分析探討，才能針對(duì)性地對(duì)工作面煤壁片幫失穩(wěn)和端面冒頂采取有效的控制措施。官地礦中四區(qū)8#煤層賦存傾角較大，為2°～ 23°，仰斜綜放開采工作面會(huì)出現(xiàn)支架圍巖穩(wěn)定性降低、片幫加劇、頂板管理困難、發(fā)生架前垮冒等一系列問(wèn)題[2-4]。因此，在含夾矸厚煤層仰斜大采高綜放工作面生產(chǎn)中，考慮仰采角度這一重要因素對(duì)工作面煤壁穩(wěn)定性的影響，對(duì)于煤壁片幫和端面冒頂?shù)难芯烤哂兄匾饬x。

1 工作面工程概況

官地礦28418工作面采用走向長(zhǎng)壁后退式大采高綜采放頂煤采煤法，全部垮落法處理采空區(qū)，雙滾筒采煤機(jī)割煤裝煤，液壓支架支護(hù)頂板。工作面實(shí)際采高3.5 m，頂煤厚度4.8 m,采放比為1.00∶1.37，小于1：3。工作面選用ZF8200/20/40型高產(chǎn)高效可靠性較好的大采高放頂煤液壓支架。工作面整體呈褶皺構(gòu)造，西北側(cè)向斜構(gòu)造，軸向76°，兩翼傾角3°～ 20°，平均12°，距底板3.0～3.2 m發(fā)育一層厚0.20～1.55 m的炭質(zhì)泥巖夾矸。

2 工作面現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析

2.1 片幫冒頂現(xiàn)場(chǎng)觀測(cè)方案

1)觀測(cè)目的。實(shí)測(cè)含夾矸仰斜開采大采高綜放面端面煤壁片幫和頂板冒落規(guī)律，為有效控制煤壁的穩(wěn)定性，減少影響生產(chǎn)的冒頂事故，確保工作面的安全生產(chǎn)提供依據(jù)。

2)觀測(cè)內(nèi)容。28418工作面煤壁片幫及端面冒頂狀態(tài)。

3)觀測(cè)儀器。測(cè)桿、鋼卷尺若干。

4)觀測(cè)方法。在準(zhǔn)備班進(jìn)行工作面的片幫冒頂狀態(tài)觀測(cè)，在發(fā)生煤壁片幫或端面冒頂?shù)牡胤接娩摼沓吆蜏y(cè)桿測(cè)量，如圖1所示的a、b、c、d、h等頂煤破壞參數(shù)[5]。

圖1 片幫冒頂觀測(cè)參數(shù)示意圖Fig.1 Observational parameters of rib spalling and roof falling

2.2 現(xiàn)場(chǎng)片幫冒頂情況

28418工作面自開采以來(lái)，受夾矸、大傾角等因素影響，多次出現(xiàn)煤壁片幫和大范圍持續(xù)冒頂事故，給安全生產(chǎn)帶來(lái)嚴(yán)重隱患。通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)統(tǒng)計(jì)，工作面冒頂主要集中在切眼外70～350 m的范圍內(nèi)，該區(qū)域內(nèi)夾矸層厚度0.8～1.6 m，煤層傾角12°～ 18°。28418工作面發(fā)生影響較大的冒頂事故有3次：一次是13 d推進(jìn)8.9 m(該區(qū)域夾矸層厚度0.6～1.6 m)，一次是17 d推進(jìn)7.6 m(該區(qū)域夾矸層厚度0.6～1.3 m)，一次是11 d推進(jìn)14.9 m(該區(qū)域夾矸層厚度0.9～1.0 m)。期間，煤壁片幫的最大深度達(dá)3 m左右。

工作面冒頂時(shí)，礦壓顯現(xiàn)均有不同程度的明顯增大，主要表現(xiàn)為端面頂板易于破碎、煤壁片幫增大、安全閥開啟率增多、支架下縮量增大等礦壓現(xiàn)象。工作面片幫冒頂現(xiàn)場(chǎng)實(shí)拍照片如圖2所示。

(a)含夾矸工作面端面冒頂

(b)煤壁片幫圖2 片幫冒頂現(xiàn)場(chǎng)照片F(xiàn)ig.2 Rib spalling and roof falling scenes

表1統(tǒng)計(jì)了28418工作面觀測(cè)期間的煤壁片幫數(shù)據(jù)，其中，片幫位置是指片幫的最大深度距離工作面底板的距離。表2統(tǒng)計(jì)了28418工作面冒頂事故的發(fā)生時(shí)間、位置、影響區(qū)域及影響程度。

表1 煤壁片幫數(shù)據(jù)統(tǒng)計(jì)Table 1 Rib spalling and roof falling data

表2 工作面冒頂數(shù)據(jù)Table 2 Roof falling data

由現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)得知，在檢修期間,工作面停機(jī)時(shí)間長(zhǎng)則容易發(fā)生煤壁片幫。由于夾矸的賦存層位影響，該工作面的片幫處于3 m左右的位置，位于工作面上部，片幫深度約2 m，片幫寬度約7 m，片幫高度最大為3.4 m。可見煤壁片幫的寬度尺寸遠(yuǎn)大于其高度尺寸。該現(xiàn)象是由于受工作面煤體的空間尺寸效應(yīng)影響出現(xiàn)的，且沿工作面的傾向，煤層高度相同的各點(diǎn)位發(fā)生片幫的概率相近，煤壁在一處片幫后極易誘發(fā)相鄰部位的煤壁接續(xù)片幫，造成片幫煤體的寬度尺寸一般要大于其高度尺寸。

現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)發(fā)現(xiàn)，現(xiàn)場(chǎng)煤壁片幫的形式以剪切破壞為主，偶爾有拉裂破壞，且冒頂和片幫在時(shí)間和空間上是伴隨發(fā)生的，其相互影響十分緊密。該工作面的頂板周期來(lái)壓步距估算為15～25 m，平均17.1 m，初始來(lái)壓步距約為56.5 m，來(lái)壓呈大小交替，每隔3～5次較小的周期來(lái)壓會(huì)出現(xiàn)一次較大的來(lái)壓。

3 仰斜開采工作面端面穩(wěn)定性模擬分析

3.1 數(shù)值計(jì)算模型的建立

本次選用UDEC(全名Universal Distinct Element Code)數(shù)值模擬軟件進(jìn)行模擬，該軟件是一種基于離散元法的計(jì)算分析程序，其具有復(fù)雜接觸力學(xué)行為的運(yùn)動(dòng)機(jī)制描述和分析精度為模擬提供了基本的技術(shù)保障，可以滿足工程行業(yè)范圍內(nèi)的常規(guī)、超常規(guī)工程問(wèn)題的需求。

1)根據(jù)官地煤礦28418含夾矸仰采綜放工作面的地質(zhì)條件和生產(chǎn)技術(shù)條件，考慮到計(jì)算需要，設(shè)計(jì)仰斜綜放計(jì)算模型模擬開釆深度為428 m,模型長(zhǎng)×高=70 m×42 m,模擬煤層賦存傾角分別為10°、20°、25°。模型的直接頂粉砂巖厚度為2 m,老頂細(xì)砂巖厚度為22 m,偽底泥巖厚度為0.3 m，直接底粉砂巖厚度為5 m,老底中細(xì)砂巖互層厚度為11 m。建立如圖3所示的數(shù)值模擬模型，各巖層內(nèi)塊體的大小和節(jié)理的劃分方式如表3所示。

圖3 數(shù)值模型Fig.3 Numerical simulation model

表3 模型內(nèi)巖層巖性及節(jié)理劃分Table 3 Lithology and joint division of strata in the model

下面為本數(shù)值模擬計(jì)算模型的邊界條件。

上部邊界條件：上部為應(yīng)力邊界，與工作面埋深(h)有關(guān)。為便于研究，將上邊界的載荷簡(jiǎn)化為均布載荷，即：

q=∑γh=25 000×428×10-6=10.7(MPa).

式中：q為上邊界的載荷，MPa;γ為容重，取25 kN/m3;h為工作面埋深,m。

下部邊界條件：下部邊界為底板，簡(jiǎn)化為位移邊界，在y方向?yàn)楣潭?鉸支座，即yvel=0。

兩側(cè)邊界條件：模型的左右兩側(cè)均為實(shí)體煤巖體，簡(jiǎn)化為位移邊界條件，x方向?yàn)楣潭?鉸支座，即xvel=0。

2)模型的力學(xué)參數(shù)和本構(gòu)關(guān)系。采用Mohr-Coulomb本構(gòu)模型進(jìn)行模擬計(jì)算，通過(guò)對(duì)官地煤礦28418工作面現(xiàn)場(chǎng)取樣,實(shí)驗(yàn)室力學(xué)參數(shù)測(cè)試,最終確定出合理的巖體物理力學(xué)參數(shù),如表4和表5所示。

表4 煤巖層力學(xué)參數(shù)Table 4 Mechanical parameters of coal and rock strata

表5 煤巖層節(jié)理面力學(xué)參數(shù)Table 5 Mechanical parameters of joint surface of coal and rock strata

3)數(shù)值模擬方案。支架初撐力設(shè)置為6 560 kN，在夾矸厚度為0.5 m且其賦存距煤層底板3.0 m的條件下，變化工作面的仰采角度為10°、20°、25°，分析在三種不同的仰采角的條件下，含夾矸仰采大采高綜放工作面煤壁和端面頂板的失穩(wěn)規(guī)律。

3.2 仰采角度對(duì)煤壁片幫及端面頂煤穩(wěn)定性的影響規(guī)律

仰采綜放工作面頂板受仰斜角度的影響，其自身重力和支撐壓力會(huì)沿層面產(chǎn)生一個(gè)指向采空區(qū)側(cè)的分力。這個(gè)分力將促使頂煤向采空區(qū)滑動(dòng),同時(shí)，在這個(gè)分力的作用下頂煤更容易出現(xiàn)裂隙，變得更加破碎，同時(shí)減弱了端面煤巖的穩(wěn)定性，導(dǎo)致頂板管理困難[2]。

3.2.1 工作面煤壁位移矢量

圖4為不同仰采角度時(shí)的工作面煤壁位移矢量圖。

圖4 工作面煤壁位移矢量圖Fig.4 Displacement vector of coal wall in working face

由圖4可知，當(dāng)仰采角為10°時(shí)，煤壁最大外移量270 mm；當(dāng)仰采角為20°時(shí)，煤壁最大外移量630 mm；當(dāng)仰采角為25°時(shí)，煤壁最大外移量為870 mm。隨仰采角度增大，煤壁向采空區(qū)方向的位移矢量增加。

3.2.2工作面端面塑性區(qū)的分布狀態(tài)

圖5所示為不同仰采角度時(shí)工作面端面塑性區(qū)分布狀態(tài)。

由圖5可知，隨仰采角度變大，工作面煤壁和頂煤中塑性區(qū)范圍不斷增加，端面煤巖的破壞程度加劇，塑性破壞區(qū)面積不斷向煤壁內(nèi)層擴(kuò)大，導(dǎo)致工作面頂板的破壞區(qū)域增大，頂板管理困難。

圖5 工作面端面塑性區(qū)分布Fig.5 Plastic zone distribution of working face

隨仰采角度增加，頂板下沉量增加，頂煤的移動(dòng)、變形、破碎程度也逐漸增加。明在相同的支護(hù)條件下，隨著工作面仰采角度的增加，采動(dòng)應(yīng)力朝采空區(qū)側(cè)的分力增加，致使工作面端面煤巖體變形,裂隙隨仰采角的增加而更加發(fā)育，端面頂板隨仰采角的增加而更具有冒落傾向。

研究煤壁片幫的重要基礎(chǔ)之一就是煤壁前方煤體塑性區(qū)的范圍,從現(xiàn)有統(tǒng)計(jì)來(lái)看，煤壁的破壞程度隨仰采角度的變化相對(duì)明顯。仰采角10°時(shí)，煤壁破壞深度為2 m，處于相對(duì)穩(wěn)定狀態(tài)；仰采角20°時(shí)，煤壁3 m內(nèi)為塑性區(qū)，破壞深度最大值為3 m，煤壁已經(jīng)失穩(wěn)；當(dāng)仰采角為25°時(shí)，煤壁4 m內(nèi)為塑性區(qū)，破壞深度最大值為4 m，煤壁嚴(yán)重失穩(wěn)。

3.2.3工作面端面頂煤內(nèi)垂直應(yīng)力分布狀態(tài)

圖6所示為不同仰采角度時(shí)工作面端面頂煤內(nèi)垂直應(yīng)力分布狀態(tài)。

圖6 工作面端面垂直應(yīng)力分布Fig.6 Vertical stress distribution of working face

由圖6可知，隨工作面仰采角度變大，超前支承壓力峰值和應(yīng)力集中系數(shù)明顯增加。

端面頂板下沉量、煤壁塑性區(qū)范圍、支承壓力峰值及其超前距離與仰采角之間的關(guān)系如表6和圖7所示。

圖7 工作面端面參數(shù)與仰采角的關(guān)系Fig.7 The relationship between working face parameters and upward mining angle

表6 模擬結(jié)果Table 6 Simulation results

隨仰采角度增大,塑性區(qū)范圍和應(yīng)力集中系數(shù)等有顯著增加，煤體自重和頂板壓力向采空區(qū)側(cè)的分力也隨之增加,煤體受到的拉力也大幅增加,煤壁的破壞程度和深度隨之增加，煤體穩(wěn)定性進(jìn)一步惡化。

3.3 數(shù)值模擬結(jié)論

當(dāng)模擬的仰采角變大時(shí)，因端面圍巖壓力朝采空區(qū)側(cè)的分力值增加，所以相同支護(hù)條件下，工作面端面頂板穩(wěn)定性變差，頂板管理更加困難。隨仰采角變大，煤壁逐漸失穩(wěn),煤壁塑性區(qū)范圍和煤壁位移量也隨之增加,當(dāng)工作面仰采角度大于20°時(shí)，煤壁的片幫深度會(huì)隨著工作面仰采角度的增大而迅速增大。所以，當(dāng)煤層傾角大于20°時(shí)不適合采用仰斜綜放開采。

4 仰采綜放工作面端面穩(wěn)定性控制措施

4.1 合理的仰采綜放工作面回采工藝

1)要合理控制采高，嚴(yán)禁超高回采。降低煤壁高度有助于提高煤壁穩(wěn)定性。

2)要保證割煤工程質(zhì)量,采煤機(jī)割煤時(shí)要跟頂跟底。頂梁上方松軟頂煤出現(xiàn)的主要原因就是頂板被割成臺(tái)階狀。割煤留傘檐、丟底煤,會(huì)導(dǎo)致推移刮板輸送機(jī)和拉移沿線液壓支架變得困難,難以實(shí)現(xiàn)快速移架,使頂板管理困難[6]。

3)作業(yè)過(guò)程中支架工與采煤機(jī)司機(jī)必須密切配合。仰采割煤過(guò)程中，采煤機(jī)機(jī)前滾筒割過(guò)，須有一名支架工立即伸出伸縮梁，滯后采煤機(jī)后滾筒3個(gè)架及時(shí)追機(jī)移架。若移架后煤壁端面距大于340 mm，及時(shí)伸出伸縮梁護(hù)頂。

4)遇頂板破碎、構(gòu)造影響區(qū)域，嚴(yán)禁放煤作業(yè)，并且要及時(shí)超前拉架護(hù)頂護(hù)幫。

4.2 加強(qiáng)沿線支護(hù)管理

支架的支護(hù)質(zhì)量直接影響到工作面端面頂板和煤壁的穩(wěn)定性。所以，在回采過(guò)程中要確保以下四點(diǎn)。

1)加強(qiáng)檢修，確保支架的完好性。嚴(yán)格按照操作規(guī)程使用、維護(hù)和檢修液壓支架[7]。

2)確保支架的初撐力不低于6 560 kN，支架接頂嚴(yán)實(shí)護(hù)幫牢靠。

3)沿線支架的俯仰角不可超出規(guī)定。通過(guò)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)測(cè)分析和相關(guān)資料得知,28418綜放工作面使用的ZF8200型支架的最佳工作狀態(tài)是當(dāng)仰角小于7°時(shí)。

4)擦頂帶壓移架，特別是頂煤較破碎區(qū)域嚴(yán)禁降架后卸載移架,在移支架時(shí)，一邊收前伸縮梁一邊帶輕載移架。

5 結(jié)論

工作面仰采角變大時(shí)，由于工作面端面圍巖壓力沿工作面推進(jìn)方向的分力增加，在相同的支護(hù)條件下，工作面端面頂板穩(wěn)定性較差，頂板管理愈加困難。煤壁的穩(wěn)定性也隨仰采角的增加變差,煤壁塑性區(qū)范圍和煤壁位移量也隨之增加,當(dāng)工作面仰采角度大于20°，煤壁的片幫深度會(huì)隨著工作面仰采角度的增大而迅速增大,所以，當(dāng)煤層傾角大于20°時(shí)不適合采用仰斜綜放開采。